綜采放頂煤沿空留巷礦壓規律分析

李志偉

(山西蘭花集團東峰煤礦有限公司,山西 晉城 048000)

1 工作面概況

東峰煤礦現開采3#煤層,煤層平均厚度6 m,采用綜合放頂煤采煤法。2015年5月東峰煤礦3G02工作面正式回采,軌道順槽采用柔模混凝土沿空留巷技術。截至2017年4月,3G02工作面回采結束,3G02軌道順槽共留巷615 m。3G02工作面為晉城地區首個綜采放頂煤沿空留巷工作面,為深入研究沿空留巷變形規律,待3G02軌道順槽沿空留巷施工結束兩年后,2019年5月正式復用沿空留巷,3G02軌道順槽作為3G01工作面回風順槽復用,沿空留巷平面示意圖如圖1所示。

圖1 沿空留巷平面示意圖Fig.1 Layout of gob-side entry retaining

2 礦壓測站布置

為加強沿空留巷礦壓觀測,在3G01工作面回采期間,分別設置有頂板離層儀、頂底板位移量傳感器、錨桿錨索測力計和墻體壓力枕等礦壓觀測設備[1]。

2.1 頂板離層傳感器

利用在線頂板離層監測設備進行監測,數據實時傳輸。在回風順槽750 m處為基點安裝第一臺頂板離層傳感器,之后沿回風順槽每隔50 m安裝一臺頂板離層傳感器,安裝至100 m處,共14臺。安裝位置如表1所示。

表1 頂板離層傳感器安裝位置Table 1 Installation locations of roof separation sensors

2.2 頂板應力傳感器

為觀測沿空留巷復用期間頂板壓力變化,每隔50 m布置一個頂板應力傳感器,同時,每隔30 m布置一組錨桿錨索測力計,一組3個,分別為煤幫側錨桿測力計、頂板錨桿測力計、頂板錨索測力計。

2.3 頂底板位移量監測點

3G01回風順槽每隔50 m布置一組頂底板位移量觀測站,750 m處為第一組,之后沿回風順槽每隔50 m安裝一臺頂底板位移量傳感器,安裝至100 m處,共14組。

3 巷道變形規律分析

3.1 巷道變形情況

2019年5月3G01工作面正式進行回采,5月28日3G01回風順槽推進至留巷段,標志著沿空留巷二次回采工作的正式開展。截止2020年3月底3G01回風順槽沿空留巷段回采結束,回采過程中沿空留巷出現頂板下沉、底臌、幫臌等不同程度的變形,如圖2所示。

(a)幫臌

(b)底臌

3.2 頂底板變形規律

圖3、圖4、圖5分別為位于回風順槽沿空留巷650,600,550 m三處測點的頂底板位移量曲線。

如圖3所示,650 m處測點頂底板位移量初始值為2.61 m,距煤壁20 m之外時,頂底板位移量無變化;距煤壁20～5 m時,頂底板位移量減小,由2.61 m減少至2.50 m,變形量為11 cm;距煤壁5～0 m時,位移量出現急劇變化,減小至2.4 m。

圖3 沿空留巷650 m頂底板位移量曲線Fig.3 Roof-Floor displacement curve at 650 meters

如圖4所示,600 m處測點頂底板位移量初始值2.60 m,距煤壁20 m之外時,頂底板位移量無變化;距煤壁20～5 m時,頂底板位移量減小,由2.60 m減少至2.38 m,變形量為22 cm;距煤壁5～0 m時,位移量出現急劇變化,減小至2.1 m,變形量為28 cm。

如圖5所示,550 m測點頂底板位移量初始值2.78 m,距煤壁20 m之外時,頂底板位移量無變化;距煤壁20～5 m時,頂底板位移量基本上呈線性減小,由2.78 m減少至2.50 m,變形量為28 cm;距煤壁5～0 m時,位移量出現急劇變化,減小至2.35 m,變形量為15 cm。

圖4 沿空留巷600 m頂底板位移量曲線Fig.4 Roof-Floor displacement curve at 600 meters

圖5 沿空留巷550 m頂底板位移量曲線Fig.5 Roof-Floor displacement curve at 550 meters

圖6、圖7、圖8分別為位于回風順槽沿空留巷450,400,350 m三處測點的頂底板位移量曲線圖。

如圖6所示,450 m處測點頂底板位移量初始值為2.7 m,距煤壁50 m之外時,頂底板位移量無變化;距煤壁50 m時,頂底板位移量首次出現減小,變形量為5 cm;在距煤壁35 m、18 m、5 m時,位移量多次出現減小,最終減小至1.9 m,總變形量0.8 m。

圖6 沿空留巷450 m頂底板位移量曲線Fig.6 Roof-Floor displacement curve at 450 meters

如圖7所示,400 m處測點頂底板位移量初始值2.75 m,距煤壁48 m之外時,頂底板位移量無變化;隨后在距煤壁48 m、35 m、30 m時,出現位移量減小的現象;距煤壁30～15 m之間,頂底板位移量無明顯變化;距煤壁15～0 m時,位移量急劇減小,變形量為15 cm,總變形量為40 cm。

如圖8所示,350 m測點頂底板位移量初始值2.74 m,距煤壁50 m之外時,頂底板位移量無變化;距煤壁50～22 m之間時,頂底板位移量有少許變化;距煤壁20 m、15 m、3 m時,均出現頂底板位移量減小的現象,總變形量為74 cm。

圖7 沿空留巷400 m頂底板位移量曲線Fig.7 Roof-Floor displacement curve at 400 meters

圖8 沿空留巷350 m頂底板位移量曲線Fig.8 Roof-Floor displacement curve at 350 meters

由圖3、圖4、圖5可以看出,沿空留巷在推進前200 m時,頂底板位移量變形主要表現在超前20 m范圍之內,超前20～5 m范圍頂底板變形量出現不同程度的減小,變形量在10～30 cm之間,且隨推進長度的增加,變形量增加；超前5～0 m范圍為壓力較大區域,隨推進頂底板變形量急劇減小,變化量在12～30 cm之間。根據現場其他測點數據分析可知,變形量規律均與圖4—圖6相似,總變形量在10～50 cm之間,平均變形量為18 cm。

由圖6、圖7、圖8可以看出,沿空留巷在推進300～450 m時,頂底板位移量變形范圍較推進前200 m時明顯增加,主要表現在超前50 m范圍之內,隨工作面推進,會出現3～4個變化節點,距煤壁30～0 m時,頂底板位移量變化較大。根據現場其他測點數據分析可知,沿空留巷在推進200～500 m之間時,變形量規律均與圖6—圖8相似,總變形量在40～90 cm之間,平均變形量為50 cm,較沿空留巷推進前200 m明顯增加[2-4]。

4 巷道錨桿(索)壓力分析

圖9、圖10、圖11分別為位于回風順槽沿空留巷700,640,580 m三處測點的錨桿錨索壓力曲線圖。

圖9 沿空留巷700 m錨桿錨索壓力曲線Fig.9 Pressure curves of anchor and rod at 700 meters

圖10 沿空留巷640 m錨桿錨索壓力曲線Fig.10 Pressure curves of anchor and rod at 640 meters

如圖9—圖11所示,700 m處幫錨桿和頂板錨索壓力在距煤壁17 m處和9 m處分別增大，幫錨桿壓力增大10 MPa,頂錨索壓力增大16 MPa,頂錨桿壓力無變化;640 m處幫錨桿壓力在距煤壁21～0 m范圍時逐漸增大,變化值為18 MPa,頂板錨桿和錨索壓力基本無變化;580 m處與640 m處相似,幫錨桿壓力在20～0 m范圍內共增加17 MPa,頂板錨桿錨索壓力基本無變化。

圖11 沿空留巷580 m錨桿錨索壓力曲線Fig.11 Pressure curves of anchor and rod at 580 meters

圖12、圖13、圖14分別為位于回風順槽沿空留巷450,420,360 m三處測點的錨桿錨索壓力曲線圖。

如圖12—圖14所示,450 m處幫錨桿壓力在距煤壁33 m、21 m、18 m時存在三個增大的節點,共增加24 MPa,頂錨索壓力在距煤壁21 m時增加20 MPa,隨后維持不變,頂錨桿壓力無變化;420 m處幫錨桿壓力在距煤壁39 m、18 m、9 m時存在三個增大的節點,共增加23 MPa,頂板錨索在距煤壁14 m時緩慢增大,共增加5 MPa,頂錨桿無明顯變化;360 m處幫錨桿壓力在距煤壁52 m時開始增加,距46～0 m范圍時增加速度減緩,共增加19 MPa,頂板錨索壓力在距煤壁27 m時開始增加,共增加10 MPa,頂板錨桿壓力無明顯變化。

圖12 沿空留巷450 m錨桿錨索壓力曲線Fig.12 Pressure curves of anchor and rod at 450 meters

圖13 沿空留巷420 m錨桿錨索壓力曲線Fig.13 Pressure curves of anchor and rod at 420 meters

圖14 沿空留巷360 m錨桿錨索壓力曲線Fig.14 Pressure curves of anchor and rod at 360 meters

由圖9、圖10、圖11可以看出,沿空留巷在推進前200 m時,錨桿錨索壓力變化主要在距煤壁20～0 m范圍內,且壓力主要表現為幫錨桿壓力增加,局部測點頂板錨索壓力增加,頂板錨桿壓力基本無變化。結合現場其他測點數據分析可知,沿空留巷推進前200 m時礦壓主要變現為幫錨桿壓力增加,局部頂板壓力增加,主要為直接頂和老頂壓力。

由圖12、圖13、圖14可以看出,沿空留巷在推進300～450 m時,錨桿錨索壓力變化范圍增大,在距煤壁40 m左右時,幫錨桿壓力和頂板錨索壓力均呈不同程度的增加,表明壓力影響范圍增大。結合現場頂底板位移量監測數據分析,頂板壓力增加不明顯,底板壓力明顯增加,且底臌量較推進前200 m時明顯增加[5]。

5 礦壓規律分析

沿空留巷回采期間,頂板離層儀均未發生明顯離層,結合頂底板位移量各測點數據可知,頂底板位移變化主要以底臌為主,局部靠墻體側有頂板下沉的現象,下沉量在0～10 cm之間。在推進前200 m時,底臌量較小,平均底臌量不足20 cm,且距煤壁20 m左右時方才顯現；在推進300～450 m時,礦壓顯現最為明顯,底臌量較大,平均底臌量在50 cm左右。根據錨桿錨索壓力各測點數據亦可驗證上述猜想,推進過程中幫錨桿壓力先增加,與現場超前范圍內出現不同程度的幫臌現象相對應,且在推進300～450 m段時,幫錨桿壓力和頂錨索壓力在距煤壁40 m左右時開始增加,較推進前200 m時壓力影響區域增大。因此，沿空留巷回采時需加強幫錨桿防護措施。

6 結論

1)沿空留巷回采時巷道變形以頂底板移近量為主,其中頂板臌起為主要變形,兩幫變形以煤幫上側臌出為主。

2)沿空留巷推進前200 m時,巷道壓力區域主要變現在距煤壁超前支護20 m范圍內,推進300～450 m段時,礦壓顯現最為明顯,巷道壓力區域主要表現在距煤壁50 m范圍內。

3)沿空留巷推進過程中,煤幫側壓力首先增加,頂板壓力主要表現在直接頂和老頂傳遞的壓力。

4)通過沿空留巷礦壓分析,回采推進時必須采取防止幫錨桿托板彈射的有效措施，且防護范圍需在距煤壁40 m范圍內。